近距離煤層采空區(qū)下回采巷道支護(hù)技術(shù)研究

寧 琦

（大同煤礦集團(tuán)有限責(zé)任公司四臺(tái)礦 ，山西 大同 037005）

0 引言

我國的煤炭資源不僅儲(chǔ)量豐富，而且賦存條件復(fù)雜多樣，尤其近距離煤層群在我國廣泛分布。目前，我國近距離煤層群多采用下行式開采順序，受近距離上煤層采動(dòng)影響，下煤層及其頂?shù)装鍘r層完整性遭到破壞。另外，下煤層開采過程中，回采巷道圍巖還會(huì)受到上部殘留區(qū)段煤柱的應(yīng)力集中效應(yīng)，使下部煤層及巖層間的應(yīng)力環(huán)境變得更加復(fù)雜。因此，在進(jìn)行近距離煤層群下行式開采過程中，下煤層回采巷道圍巖的穩(wěn)定性控制技術(shù)是煤礦安全的重要保障。

在近距離煤層群開采方面，學(xué)者們根據(jù)不同煤層群賦存的具體地質(zhì)條件，從回采巷道布置和支護(hù)系統(tǒng)設(shè)計(jì)等方面進(jìn)行了大量研究。為了進(jìn)一步探討近距離煤層采空區(qū)下回采巷道圍巖支護(hù)技術(shù)，本文以山西某礦區(qū)的近距離煤層群的下煤層回采巷道圍巖穩(wěn)定性控制為工程背景，根據(jù)該礦煤層的具體地質(zhì)條件和礦壓顯現(xiàn)情況，進(jìn)行了回采巷道支護(hù)方案的設(shè)計(jì)，并對(duì)支護(hù)效果進(jìn)行了監(jiān)測和分析。研究結(jié)果可為相似煤層群的安全開采提供借鑒。

1 工程概況

1.1 煤層賦存條件

如圖1所示為礦井的鉆孔柱狀圖。該礦的主采煤層為3#煤，平均埋深大于500m，分為3上和3下煤層，兩層煤的平均間距為6.2m，屬近距離煤層。目前，3上煤層已經(jīng)全部開采完成，并且采空區(qū)基本被壓實(shí)。3下煤層平均厚度為7.5 m，傾角2°～5°的近水平煤層，上覆頂板巖層依次為泥巖、中粒砂巖、粗粒砂巖。3下煤層工作面設(shè)計(jì)為一次采全高的綜合機(jī)械化采煤方式。

下煤層首采32501工作面的回采巷道仍使用上煤層回采巷道的支護(hù)方式，在進(jìn)行在32502工作面回采過程中，回采巷道圍巖破壞變形量嚴(yán)重，并且由于頂板破碎大，巷道維護(hù)困難，給生產(chǎn)造成嚴(yán)重威脅。

圖1 煤層及頂?shù)装鍘r層綜合柱狀圖

1.2 底板受力狀態(tài)及破壞理論

煤層開采過程中，由于采動(dòng)影響，采場周圍煤巖體內(nèi)的應(yīng)力會(huì)重新分布。以底板破壞為例，底板巖層破壞的滑移線理論認(rèn)為，受工作面前方煤巖層內(nèi)超前支承壓力的作用，在一定范圍的底板巖層內(nèi)會(huì)出現(xiàn)應(yīng)力分布的不同區(qū)域，即壓縮區(qū)(Ⅰ)、膨脹擠壓區(qū)(Ⅱ)和應(yīng)力釋放區(qū)(Ⅲ)，并且隨著回采工作面的不斷推進(jìn)，三區(qū)也處于動(dòng)態(tài)轉(zhuǎn)移過程中，從而使底板巖層發(fā)生連續(xù)性的破壞，煤層底板巖層破壞的滑移線場見圖2。

圖2 底板巖體破壞滑移線場

根據(jù)滑移線場理論，煤層底板由于受到支承壓力作用而引起的最大破壞深度hmax為：

式中：M為煤層采高，m；k為超前支承壓力的應(yīng)力集中系數(shù)，根據(jù)煤層賦存及開采技術(shù)條件確定，一般在2～5之間取值；γ為上覆巖層的平均容重，N/m2；H 為煤層的埋深，m；C為煤體粘聚力，MPa；φ—煤體的內(nèi)摩擦角，rad；φf為底板巖層的內(nèi)摩擦角，rad；f為煤層與頂?shù)装鍘r層接觸面的摩擦系數(shù)，簡化條件下可取f=tanφ；ξ為三軸應(yīng)力系數(shù)

由公式（1）可得3上煤層開采引起的底板巖層最大破壞深度可達(dá)到1.69 m。3上和3下煤層的間距在4.3～7.9m之間，并且中間含有一層平均厚度為2.1m，強(qiáng)度較低的砂質(zhì)泥巖，因此，3上煤層開采將嚴(yán)重影響3下煤層頂板（即3上煤層底板）的完整性。

2 回采巷道支護(hù)設(shè)計(jì)

考慮到下煤層頂板受到上部煤層開采的采動(dòng)擾動(dòng)及采后遺留煤柱應(yīng)力集中效應(yīng)等的影響，并且鑒于首采面回采巷道圍巖裂隙發(fā)育、頂板破碎、巷道不易維護(hù)等問題，因此，決定對(duì)下煤層的回采巷道頂板及兩幫進(jìn)行加強(qiáng)支護(hù)，以防止冒頂、片幫等事故，保證回采巷道的穩(wěn)定性。同時(shí)，根據(jù)3上煤層回采巷道的普通支護(hù)方案及支護(hù)經(jīng)驗(yàn)，確定采用高強(qiáng)高預(yù)緊力錨桿、短錨索為頂板和兩幫支護(hù)措施，金屬網(wǎng)為表面支護(hù)措施的加強(qiáng)支護(hù)系統(tǒng)。

頂部錨桿：將頂部錨桿的直徑由20mm加大到22mm，錨桿長度由原來的2400mm增大到3000mm，即采用Q500 φ22mm×3000mm錨桿，間排距仍為1500mm×1500mm，在此基礎(chǔ)上，為了進(jìn)一步提高支護(hù)圍巖的整體性，配合W型鋼帶托盤使錨桿預(yù)緊力得到有效的擴(kuò)散。

頂部錨索：為了增加了支護(hù)系統(tǒng)的整體性，考慮到兩層煤之間的巖層厚度在8～10m，決定與錨桿并排使用兩根φ21.6mm×4000mm的錨索，兩根錨索的間距為2200mm。

幫部錨桿：采用20mm×2500mm的普通錨桿錨桿，間排距700mm×700mm，另外，考慮到3下煤層的煤質(zhì)較軟，為了防止嚴(yán)重片幫事故的發(fā)生，由于煤質(zhì)較軟易產(chǎn)生片幫，兩幫上部2根錨桿采用32mm×3500 mm錨桿，并配合W型鋼帶托盤。

金屬網(wǎng)：為了防止漏頂漏矸，在頂板和幫部輔助使用金屬網(wǎng)和鋼筋托梁?；夭上锏乐ёo(hù)系統(tǒng)的斷面布置如圖3所示。

圖3 回采巷道斷面支護(hù)系統(tǒng)布置示意圖

3 巷道圍巖穩(wěn)定性控制效果

為了驗(yàn)證32502工作面回采巷道支護(hù)方案的支護(hù)效果，采用“十字交叉法”對(duì)回采巷道的錨桿受力和頂?shù)装寮皟蓭鸵七M(jìn)量進(jìn)行實(shí)時(shí)檢測，以此分析巷道圍巖的變形破壞規(guī)律，兩巷測點(diǎn)布置如圖4所示。

圖4 回采巷道監(jiān)測點(diǎn)布置示意圖

從各個(gè)監(jiān)測點(diǎn)的監(jiān)測數(shù)據(jù)可知，各個(gè)測點(diǎn)位置巷道圍巖的變形規(guī)律基本一致，因此選取具有代表性的18#測點(diǎn)進(jìn)行錨桿受力和圍巖移近量的規(guī)律分析。監(jiān)測過程為該測點(diǎn)距離工作面200m和工作面推過測點(diǎn)100m的范圍，根據(jù)工作面的推進(jìn)速度計(jì)算監(jiān)測天數(shù)為20天。

從圖5所示的錨桿受力變化曲線可知，隨著回采工作面的不斷推進(jìn)，錨桿、錨索的受力變化趨勢基本相同，并且從第6d開始力值開始增大，在6～12d范圍內(nèi)基本呈線性增加，在第12d左右趨于穩(wěn)定，穩(wěn)定維持天數(shù)為12～16d，隨后力值開始下降到另一較低穩(wěn)定狀態(tài)，錨桿錨索最大力值在設(shè)計(jì)承載能力范圍內(nèi)。從圖6頂?shù)装寮皟蓭偷囊平孔兓€可知，從第7d開始巷道圍巖變形明顯加快，在第15天時(shí)變形量增長較小，開始趨于穩(wěn)定，頂?shù)装遄畲笠平繛?2mm，兩幫最大移近量為85mm，在規(guī)定允許的范圍內(nèi)，不會(huì)影響巷道的正常使用。

圖5 錨桿錨索受力變化走勢圖

分析其原因主要是工作面推進(jìn)過程中受超前支承壓力的影響較大和工作面推過后較短距離內(nèi)采動(dòng)的影響，造成6～16d觀測數(shù)據(jù)明顯增大。綜合比較，32502回采工作面巷道變形量明顯小于首采面32501的變形量，改進(jìn)后的支護(hù)參數(shù)滿足該條件下的回采巷道圍巖變形要求，支護(hù)效果良好。

圖6 回采巷道圍巖移近量走勢圖

4 結(jié)論

1）在近距離煤層采用下行式開采方式時(shí)，要尤其關(guān)注上煤層開采造成的底板破壞，加強(qiáng)下煤層開采時(shí)的回采巷道支護(hù)，及時(shí)有效地控制圍巖變形，以保證下煤層回采過程的安全性。

2）實(shí)踐證明，通過采用高強(qiáng)高預(yù)緊力錨桿、短錨索為頂板和兩幫支護(hù)措施，金屬網(wǎng)為表面支護(hù)措施的加強(qiáng)支護(hù)系統(tǒng)，對(duì)下煤層回采巷道進(jìn)行支護(hù)，可使圍巖及支護(hù)系統(tǒng)形成一個(gè)有效的支護(hù)整體，從而顯著增強(qiáng)圍巖自承載能力，支護(hù)效果較好，可滿足回采巷道的設(shè)計(jì)和使用要求。